JPH0158258B2 - - Google Patents
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- JPH0158258B2 JPH0158258B2 JP56123562A JP12356281A JPH0158258B2 JP H0158258 B2 JPH0158258 B2 JP H0158258B2 JP 56123562 A JP56123562 A JP 56123562A JP 12356281 A JP12356281 A JP 12356281A JP H0158258 B2 JPH0158258 B2 JP H0158258B2
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Classifications
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- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
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-
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- Materials Engineering (AREA)
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- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
〔産業上の利用分野〕
この発明は、スラグ相と鉛相とから成る溶融液
を収容した横長の反応装置の一端部側の融解領域
でスラグと金属鉛とが生じるような酸化ポテンシ
ヤルの下で鉛素材が上記溶融液中へ装入されると
共に、上記反応装置の他端部側の還元領域内で還
元する物質が上記スラグ相内に取り込まれて、鉛
含有量の少ないスラグと金属鉛とが上記各相から
それぞれ取り出されるように構成した硫黄を含む
鉛素材から金属鉛を反応装置にて直接的かつ連続
的に製練する方法に関する。 〔発明の概要〕 この発明は、スラグ相と鉛相とから成る溶融液
を反応装置に収容し、この反応装置の一端部側の
融解領域では、スラグと金属鉛とが生じるような
酸化ポテンシヤルの下で、鉛素材が上記溶融液中
に装入される。また上記反応装置の他端部側の融
解領域にて還元した物質は、上記スラグ相内に取
り込まれる。そして上記溶融液内の酸化ポテンシ
ヤルは、上記鉛素材のビスマスが出来るだけ少な
い量の粗鉛中に集められるように、上記鉛相の硫
黄成分を上記融解領域内で0.05〜2重量%とする
ように調節される。また上記融解領域内に生じる
Biリツチな第1次の排出鉛と、上記還元領域内
に生じるBiプアな第2次の排出鉛とは、それぞ
れに分離して取り出される。 〔従来の技術〕 横長な反応装置内部の液状鉛相とスラグ相との
中で鉛・硫化物濃縮体の連続的な変換をSO2を含
むガス雰囲気下で行う方法は西ドイツ国特許公開
第2807964号で既に公知である。 この方法では、鉛・硫化物濃縮体と添加剤とが
溶融液に装入され、鉛相と、非鉄金属が少ないス
ラグ相とが反応装置の対向する端で取り出され
る。またこれらの2相は、ほぼ連続的な層状流を
なして取り出し口に向け互いに逆方向に流され
る。 また酸素の少なくとも一部は、各独立に操作さ
れかつ上記反応装置の酸化領域の長手方向に分布
する複数のノズルによつて下方から溶融液中に噴
出される。また装入される固形素材は、各独立に
操作されかつ上記反応装置の可成りの長さに亘つ
て分布する複数の装入装置によつて上記反応装置
内に順に装入される。 上記溶融液中の酸素活動度の勾配は、位置条件
の選択と、酸素および上記固形素材の供給量の操
作とによつて、鉛の取り出し口位置で最大で、非
鉄金属の少ないスラグの取り出し口位置では最小
となり、しかも両者間では漸減するように調節さ
れる。 また気相および/又は液相の保護媒質の加減さ
れる量が、上記ノズルおよび周囲の内張りの保護
と、反応温度の制御を助けるため、上記酸素と共
に上記溶融液中に噴出される。さらに成分の良好
な交換に必要充分な撹拌が、前記相の層状流およ
び上記酸素活動度の勾配を乱すことなく溶融液中
に得られるように上記噴出されるガスの量が制御
される。 また上記反応装置内のガスは、上記スラグ相の
流れの方向とは逆の向きに流され、廃棄ガスは非
鉄金属が多い相の取り出し口で上記反応装置から
取り出される。 なお上記ガスが、上記スラグ相の流れと同じ方
向に流される方法については、西ドイツ国特許公
告第2417978号に公知である。また米国特許第
3663207号によつて、スラグ相と鉛相とが反応装
置内で同方向に流され、上記スラグが反応装置の
一端で、また上記鉛が反応装置の中間領域で取り
出される直接的な鉛製練法も同様に公知である。 次に探鉱学誌(Engineering Mining
Journal):1978年4月刊、88〜91頁および118頁
によつて、直接的な鉛製練法が公知である。これ
によると、微粒状濃縮体は酸素の存在下に縦形の
火室内で点火され、宙吊りの状態で培焼されかつ
溶解されて、部分的に金属鉛に還元される。 また上記火室の下方には炉床炉が設けられて、
溶融液は電気抵抗で加熱された加熱室の隔壁の下
に上記火室から流れ込む。そしてそこで、非鉄金
属酸化物の液状鉛への還元が起こると共に、スラ
グと鉛との取り出しが行われる。 〔発明が解決しようとする課題〕 ところで上述した公知の製練法で得られる粗鉛
はビスマスを含む。このビスマスは、一方では高
いコストを掛けて最終生産物(粗練鉛)から除か
ねばならない不純物であり、また他方では、商業
的価値のある副産物である。 精練された鉛生産物の大部分は、100ppm又は
それ以上のビスマスを含有して売られるが、特定
の種類の場合には、70ppm又はそれより少い量を
超えてはならない。Biリツチな鉛濃縮体の場合
には、ビスマスの分離に要する精練コストがこの
金属の商業的価値とバランスするが、Biプアな
材料の場合には、その原価がその売値を上廻る。 したがつて多くの製練所では、原料をBiリツ
チなものと、Biプアなものとに分け、個別に炉
を設けるという方法で操業を行う。これはとり分
け貴金属の濃縮体を長時間掛けて抽出するとき、
他の不利益と共に、冶金作業および製練作業に多
種多様な困難をもたらすものである。 ところで硫化物を含む鉛鉱から培焼法により2
段階で金属鉛を製練する方法は既に公知である。
この方法の第1段階では、鉛リツチなスラグと並
び、鉛成分の一部が第1次の排出金属鉛の形で得
られる。 次に取り出された上記鉛リツチなスラグは、第
2段階として、第2次の排出金属鉛が還元条件の
下に鉛プアなスラグと並んで得られる場所に入れ
られる。なお第1段階の上記第1次の排出鉛はビ
スマスの大部分を含み、また第2次の排出鉛は
Biプアである(西ドイツ国特許第589738号、同
第590505号、西ドイツ国特許公開第2739963号)。 しかしながらこれらの方法は始めに述べた「連
続的でかつ1段階、しかも直接的な鉛製練法」に
は不適当な方法である。すなわちこの発明は、連
続的でかつ1段階、しかも直接的な鉛製練法の場
合に、鉛素材中のビスマス成分をできる丈け少な
い量の粗鉛中に収集する方法の基礎を提供するも
のである。 〔課題を解決するための手段〕 この課題は、以下に述べる発明によつて解決さ
れる。すなわち融解領域で、溶融液中の酸化ポテ
ンシヤルは鉛相の硫黄成分が0.05〜2重量%に達
するように調節される。またこの融解領域内に生
じるBiリツチな第1次の排出鉛と、還元領域内
に生じるBiプアな第2次の排出鉛とが、それぞ
れ分離して取りだされるように調節される。 ところで硫化物又は硫酸塩を持つた硫化物的、
硫酸塩的および酸化物的鉛素材が硫黄を含む鉛素
材として考えられるが、この鉛素材が固体の状態
で溶融液に装入されると、上記溶融液内にそれ自
身の融解領域を生じる。この場合、溶融液内の酸
化ポテンシヤルは、金属鉛とスラグとの形成に充
分であるように、また鉛相内に必要な硫黄分が維
持されるように、酸素を供給することによつて調
節される。 若しほぼ融解領域内にある上記鉛素材が、反応
装置床上の溶融液に浮遊する状態で反応を起しか
つ融解されるなら、ほぼ上記融解領域内の酸化ポ
テンシヤルは、鉛相に必要とされる硫黄分が溶融
液内に生じる方向に向うように調整される。また
若し上記融解が浮遊する状態の中と、上記溶融液
の中とで生じるなら、上記酸化ポテンシヤルはそ
れに応じて順次調整される。 ところで上記酸化ポテンシヤルは、酸素、金属
硫酸塩、金属酸化物のごとき酸化剤と、酸化物中
硫黄、恐らくは添加される燃料のごとき酸化可能
物質との間の化学量論的な割合から明らかにな
る。なおこれらの総量は、鉛相内に必要とされる
硫黄分を確保するのに必要な局部的酸化が起きる
ような量とする。 次に取り出される第1次の排出鉛は、できるだ
け少量であるように保たれるが、その量は、最初
に出るビスマスの圧倒的な量をこの第1次の排出
鉛に含むような量とする。なお第1次の排出鉛に
は、錫、砒素およびアンチモンが極く僅かに含ま
れるだけであるが、第2次の鉛には、Sn、Asお
よびSbの大半が含まれる。 特記すべきは、55重量%を超える鉛成分を持つ
た鉛素材の装入に際して、融解領域内鉛相の硫黄
成分を0.1〜0.4重量%に調節することである。こ
れによつて鉛リツチな鉛素材の場合に、ビスマス
を第1次の排出鉛の比較的少量中に良好に集める
ことが可能になる。 さらに特記すべきは、55重量%と40重量%との
間の鉛成分を持つた鉛素材の装入に際して、融解
領域内鉛相の硫黄成分を0.3〜1.0重量%に調節す
ることである。これによつて鉛プアな鉛素材の場
合にビスマスを第1次の排出鉛の比較的少量中に
良好に集めることが可能になる。 さらに特記すべきは、40重量%を下廻る鉛成分
を持つた鉛素材の装入に際して、融解領域内鉛相
の硫黄成分を0.8〜2.0重量%に調節することであ
る。これによつて鉛の極めてプアな鉛素材の場合
に、ビスマスを第1次の排出鉛の比較的少量中に
良好に集めることが可能になる。 さらに特記すべきは、スラグ相と鉛相との対向
流が反応装置内に作られることである。そして第
1次の排出鉛は、融解領域を仕切る反応装置の前
面端から取り出され、また第2次の排出鉛は、融
解領域で反応装置の床部に設けられかつスラグ相
に達する堰の背後から取り出される。 ところで前記西ドイツ国特許公開第2807964号
および同公告2417978号による方法は、若し第1
次の排出鉛と第2次の排出鉛とが、1つの堰によ
り分離して取り出すことができるように工夫され
るのなら、この発明を適用するのに特に適してい
る。 なおこの場合に反応装置の床部は第1次および
第2次の排出鉛が融解領域の方向に流れるように
傾けられていて、第2次の排出鉛は堰のところで
取り出される。しかしながら反応装置の床部は、
第1次の排出鉛が融解領域の前面に向つて、第2
次の排出鉛が他方の面に向つてそれぞれ流れ、そ
こで取り出されるように傾けることもできる。 さらに特記すべきは、第1次の鉛の取り出し口
前に、鉛素材が装入されずかつ硫黄が酸化によつ
て鉛から除去される狹幅の溶融液領域を設けるこ
とである。この領域では、鉛相の硫黄成分を特に
正確に調節することができる。またその結果とし
て、取り出される第1次の排出鉛の比較的少量中
に、ビスマスを集めることが可能になる。 〔実施例〕 以下本発明を横長の反応装置を使用する方法に
適用した実施例につき、第1図および第2図を参
照しながら説明する。 鉛素材1は融解領域2内のスラグ相3上に装入
される。酸素4が下から鉛相5に供給され、そこ
からさらにスラグ相を通つて流れる。 第1次の排出鉛6は融解領域の一端から取り出
される。スラグは堰7を超えて還元領域8に流
れ、そこで微粉炭が、還元剤9として下から吹込
まれる。鉛プアなスラグはスラグ取り出し穴11
から取り出される。廃棄ガス12は融解領域2の
上記一端を経て取り出される。なお第2次の排出
鉛10は、第1回の場合には堰7の前で取り出さ
れ、第2回の場合には還元領域8の端壁で取り出
される。 上記反応装置は、内法長さが4.5m、内径が
1.20mの横倒しした円筒形状で、耐火物で内張り
されると共に、回転させることができる。なお上
記反応装置の前端にはバーナと取り出し口が、ま
た後端には廃棄ガスの取り出し口が、さらにその
外殻の上部には装入口が、またこの外殻の下部に
は上に向つて垂直に立上るノズルがそれぞれ設け
られている。 この反応装置に装入される鉛素材、すなわち微
粉塵および混合材料と一緒にペレツト化された鉛
濃縮体は次の成分を持つ。
を収容した横長の反応装置の一端部側の融解領域
でスラグと金属鉛とが生じるような酸化ポテンシ
ヤルの下で鉛素材が上記溶融液中へ装入されると
共に、上記反応装置の他端部側の還元領域内で還
元する物質が上記スラグ相内に取り込まれて、鉛
含有量の少ないスラグと金属鉛とが上記各相から
それぞれ取り出されるように構成した硫黄を含む
鉛素材から金属鉛を反応装置にて直接的かつ連続
的に製練する方法に関する。 〔発明の概要〕 この発明は、スラグ相と鉛相とから成る溶融液
を反応装置に収容し、この反応装置の一端部側の
融解領域では、スラグと金属鉛とが生じるような
酸化ポテンシヤルの下で、鉛素材が上記溶融液中
に装入される。また上記反応装置の他端部側の融
解領域にて還元した物質は、上記スラグ相内に取
り込まれる。そして上記溶融液内の酸化ポテンシ
ヤルは、上記鉛素材のビスマスが出来るだけ少な
い量の粗鉛中に集められるように、上記鉛相の硫
黄成分を上記融解領域内で0.05〜2重量%とする
ように調節される。また上記融解領域内に生じる
Biリツチな第1次の排出鉛と、上記還元領域内
に生じるBiプアな第2次の排出鉛とは、それぞ
れに分離して取り出される。 〔従来の技術〕 横長な反応装置内部の液状鉛相とスラグ相との
中で鉛・硫化物濃縮体の連続的な変換をSO2を含
むガス雰囲気下で行う方法は西ドイツ国特許公開
第2807964号で既に公知である。 この方法では、鉛・硫化物濃縮体と添加剤とが
溶融液に装入され、鉛相と、非鉄金属が少ないス
ラグ相とが反応装置の対向する端で取り出され
る。またこれらの2相は、ほぼ連続的な層状流を
なして取り出し口に向け互いに逆方向に流され
る。 また酸素の少なくとも一部は、各独立に操作さ
れかつ上記反応装置の酸化領域の長手方向に分布
する複数のノズルによつて下方から溶融液中に噴
出される。また装入される固形素材は、各独立に
操作されかつ上記反応装置の可成りの長さに亘つ
て分布する複数の装入装置によつて上記反応装置
内に順に装入される。 上記溶融液中の酸素活動度の勾配は、位置条件
の選択と、酸素および上記固形素材の供給量の操
作とによつて、鉛の取り出し口位置で最大で、非
鉄金属の少ないスラグの取り出し口位置では最小
となり、しかも両者間では漸減するように調節さ
れる。 また気相および/又は液相の保護媒質の加減さ
れる量が、上記ノズルおよび周囲の内張りの保護
と、反応温度の制御を助けるため、上記酸素と共
に上記溶融液中に噴出される。さらに成分の良好
な交換に必要充分な撹拌が、前記相の層状流およ
び上記酸素活動度の勾配を乱すことなく溶融液中
に得られるように上記噴出されるガスの量が制御
される。 また上記反応装置内のガスは、上記スラグ相の
流れの方向とは逆の向きに流され、廃棄ガスは非
鉄金属が多い相の取り出し口で上記反応装置から
取り出される。 なお上記ガスが、上記スラグ相の流れと同じ方
向に流される方法については、西ドイツ国特許公
告第2417978号に公知である。また米国特許第
3663207号によつて、スラグ相と鉛相とが反応装
置内で同方向に流され、上記スラグが反応装置の
一端で、また上記鉛が反応装置の中間領域で取り
出される直接的な鉛製練法も同様に公知である。 次に探鉱学誌(Engineering Mining
Journal):1978年4月刊、88〜91頁および118頁
によつて、直接的な鉛製練法が公知である。これ
によると、微粒状濃縮体は酸素の存在下に縦形の
火室内で点火され、宙吊りの状態で培焼されかつ
溶解されて、部分的に金属鉛に還元される。 また上記火室の下方には炉床炉が設けられて、
溶融液は電気抵抗で加熱された加熱室の隔壁の下
に上記火室から流れ込む。そしてそこで、非鉄金
属酸化物の液状鉛への還元が起こると共に、スラ
グと鉛との取り出しが行われる。 〔発明が解決しようとする課題〕 ところで上述した公知の製練法で得られる粗鉛
はビスマスを含む。このビスマスは、一方では高
いコストを掛けて最終生産物(粗練鉛)から除か
ねばならない不純物であり、また他方では、商業
的価値のある副産物である。 精練された鉛生産物の大部分は、100ppm又は
それ以上のビスマスを含有して売られるが、特定
の種類の場合には、70ppm又はそれより少い量を
超えてはならない。Biリツチな鉛濃縮体の場合
には、ビスマスの分離に要する精練コストがこの
金属の商業的価値とバランスするが、Biプアな
材料の場合には、その原価がその売値を上廻る。 したがつて多くの製練所では、原料をBiリツ
チなものと、Biプアなものとに分け、個別に炉
を設けるという方法で操業を行う。これはとり分
け貴金属の濃縮体を長時間掛けて抽出するとき、
他の不利益と共に、冶金作業および製練作業に多
種多様な困難をもたらすものである。 ところで硫化物を含む鉛鉱から培焼法により2
段階で金属鉛を製練する方法は既に公知である。
この方法の第1段階では、鉛リツチなスラグと並
び、鉛成分の一部が第1次の排出金属鉛の形で得
られる。 次に取り出された上記鉛リツチなスラグは、第
2段階として、第2次の排出金属鉛が還元条件の
下に鉛プアなスラグと並んで得られる場所に入れ
られる。なお第1段階の上記第1次の排出鉛はビ
スマスの大部分を含み、また第2次の排出鉛は
Biプアである(西ドイツ国特許第589738号、同
第590505号、西ドイツ国特許公開第2739963号)。 しかしながらこれらの方法は始めに述べた「連
続的でかつ1段階、しかも直接的な鉛製練法」に
は不適当な方法である。すなわちこの発明は、連
続的でかつ1段階、しかも直接的な鉛製練法の場
合に、鉛素材中のビスマス成分をできる丈け少な
い量の粗鉛中に収集する方法の基礎を提供するも
のである。 〔課題を解決するための手段〕 この課題は、以下に述べる発明によつて解決さ
れる。すなわち融解領域で、溶融液中の酸化ポテ
ンシヤルは鉛相の硫黄成分が0.05〜2重量%に達
するように調節される。またこの融解領域内に生
じるBiリツチな第1次の排出鉛と、還元領域内
に生じるBiプアな第2次の排出鉛とが、それぞ
れ分離して取りだされるように調節される。 ところで硫化物又は硫酸塩を持つた硫化物的、
硫酸塩的および酸化物的鉛素材が硫黄を含む鉛素
材として考えられるが、この鉛素材が固体の状態
で溶融液に装入されると、上記溶融液内にそれ自
身の融解領域を生じる。この場合、溶融液内の酸
化ポテンシヤルは、金属鉛とスラグとの形成に充
分であるように、また鉛相内に必要な硫黄分が維
持されるように、酸素を供給することによつて調
節される。 若しほぼ融解領域内にある上記鉛素材が、反応
装置床上の溶融液に浮遊する状態で反応を起しか
つ融解されるなら、ほぼ上記融解領域内の酸化ポ
テンシヤルは、鉛相に必要とされる硫黄分が溶融
液内に生じる方向に向うように調整される。また
若し上記融解が浮遊する状態の中と、上記溶融液
の中とで生じるなら、上記酸化ポテンシヤルはそ
れに応じて順次調整される。 ところで上記酸化ポテンシヤルは、酸素、金属
硫酸塩、金属酸化物のごとき酸化剤と、酸化物中
硫黄、恐らくは添加される燃料のごとき酸化可能
物質との間の化学量論的な割合から明らかにな
る。なおこれらの総量は、鉛相内に必要とされる
硫黄分を確保するのに必要な局部的酸化が起きる
ような量とする。 次に取り出される第1次の排出鉛は、できるだ
け少量であるように保たれるが、その量は、最初
に出るビスマスの圧倒的な量をこの第1次の排出
鉛に含むような量とする。なお第1次の排出鉛に
は、錫、砒素およびアンチモンが極く僅かに含ま
れるだけであるが、第2次の鉛には、Sn、Asお
よびSbの大半が含まれる。 特記すべきは、55重量%を超える鉛成分を持つ
た鉛素材の装入に際して、融解領域内鉛相の硫黄
成分を0.1〜0.4重量%に調節することである。こ
れによつて鉛リツチな鉛素材の場合に、ビスマス
を第1次の排出鉛の比較的少量中に良好に集める
ことが可能になる。 さらに特記すべきは、55重量%と40重量%との
間の鉛成分を持つた鉛素材の装入に際して、融解
領域内鉛相の硫黄成分を0.3〜1.0重量%に調節す
ることである。これによつて鉛プアな鉛素材の場
合にビスマスを第1次の排出鉛の比較的少量中に
良好に集めることが可能になる。 さらに特記すべきは、40重量%を下廻る鉛成分
を持つた鉛素材の装入に際して、融解領域内鉛相
の硫黄成分を0.8〜2.0重量%に調節することであ
る。これによつて鉛の極めてプアな鉛素材の場合
に、ビスマスを第1次の排出鉛の比較的少量中に
良好に集めることが可能になる。 さらに特記すべきは、スラグ相と鉛相との対向
流が反応装置内に作られることである。そして第
1次の排出鉛は、融解領域を仕切る反応装置の前
面端から取り出され、また第2次の排出鉛は、融
解領域で反応装置の床部に設けられかつスラグ相
に達する堰の背後から取り出される。 ところで前記西ドイツ国特許公開第2807964号
および同公告2417978号による方法は、若し第1
次の排出鉛と第2次の排出鉛とが、1つの堰によ
り分離して取り出すことができるように工夫され
るのなら、この発明を適用するのに特に適してい
る。 なおこの場合に反応装置の床部は第1次および
第2次の排出鉛が融解領域の方向に流れるように
傾けられていて、第2次の排出鉛は堰のところで
取り出される。しかしながら反応装置の床部は、
第1次の排出鉛が融解領域の前面に向つて、第2
次の排出鉛が他方の面に向つてそれぞれ流れ、そ
こで取り出されるように傾けることもできる。 さらに特記すべきは、第1次の鉛の取り出し口
前に、鉛素材が装入されずかつ硫黄が酸化によつ
て鉛から除去される狹幅の溶融液領域を設けるこ
とである。この領域では、鉛相の硫黄成分を特に
正確に調節することができる。またその結果とし
て、取り出される第1次の排出鉛の比較的少量中
に、ビスマスを集めることが可能になる。 〔実施例〕 以下本発明を横長の反応装置を使用する方法に
適用した実施例につき、第1図および第2図を参
照しながら説明する。 鉛素材1は融解領域2内のスラグ相3上に装入
される。酸素4が下から鉛相5に供給され、そこ
からさらにスラグ相を通つて流れる。 第1次の排出鉛6は融解領域の一端から取り出
される。スラグは堰7を超えて還元領域8に流
れ、そこで微粉炭が、還元剤9として下から吹込
まれる。鉛プアなスラグはスラグ取り出し穴11
から取り出される。廃棄ガス12は融解領域2の
上記一端を経て取り出される。なお第2次の排出
鉛10は、第1回の場合には堰7の前で取り出さ
れ、第2回の場合には還元領域8の端壁で取り出
される。 上記反応装置は、内法長さが4.5m、内径が
1.20mの横倒しした円筒形状で、耐火物で内張り
されると共に、回転させることができる。なお上
記反応装置の前端にはバーナと取り出し口が、ま
た後端には廃棄ガスの取り出し口が、さらにその
外殻の上部には装入口が、またこの外殻の下部に
は上に向つて垂直に立上るノズルがそれぞれ設け
られている。 この反応装置に装入される鉛素材、すなわち微
粉塵および混合材料と一緒にペレツト化された鉛
濃縮体は次の成分を持つ。
【表】
上記ペレツトの融解は次の方法で行われる。す
なわち反応装置は、バーナによつて950℃に昇温
され、工業的に清浄な酸素が150m3/h(NPT)の
割合で供給される。また上記ペレツトは、上記装
入口を経て1.9〜2.1t/hの割合で反応装置に装入さ
れる。 第1例 バーナを止め、正確に2.1t/hの割合で上記ペレ
ツトが反応装置に装入された。反応装置の温度は
950℃となつた。この条件の下で硫化鉛の局部的
な酸化により0.42%の硫黄を含む金属鉛が生じ
た。なおこの金属鉛は、ペレツト内にある鉛量の
44%と量的に一致した。上記金属鉛中のSn、Bi、
SbおよびAsは次の通りである。
なわち反応装置は、バーナによつて950℃に昇温
され、工業的に清浄な酸素が150m3/h(NPT)の
割合で供給される。また上記ペレツトは、上記装
入口を経て1.9〜2.1t/hの割合で反応装置に装入さ
れる。 第1例 バーナを止め、正確に2.1t/hの割合で上記ペレ
ツトが反応装置に装入された。反応装置の温度は
950℃となつた。この条件の下で硫化鉛の局部的
な酸化により0.42%の硫黄を含む金属鉛が生じ
た。なおこの金属鉛は、ペレツト内にある鉛量の
44%と量的に一致した。上記金属鉛中のSn、Bi、
SbおよびAsは次の通りである。
【表】
従つて得られた金属鉛は装入素材のBiの96%
を明らかに含有したが、Bi以外の3金属は上記
金属鉛にわずかに含有されたにすぎない。なおス
ラグは、上記ペレツト内にある鉛量の40%を含有
した、また問題にしている金属の含有量は次の通
りであつた。
を明らかに含有したが、Bi以外の3金属は上記
金属鉛にわずかに含有されたにすぎない。なおス
ラグは、上記ペレツト内にある鉛量の40%を含有
した、また問題にしている金属の含有量は次の通
りであつた。
【表】
第2例
バーナを止め、また150m3/h(NPT)の酸素を
供給して、ペレツトの量は2.0t/hに減らした。こ
のため惹き起された硫化鉛の酸化鉛への強い酸化
によつて溶融液の温度は965℃に上昇した。得ら
れた鉛が含む硫黄成分は0.27%に減少した。なお
上記鉛の量は、ペレツト中にある鉛の30%に過ぎ
なかつた。上記金属鉛中のSn、Bi、SbおよびAs
は次の通りである。
供給して、ペレツトの量は2.0t/hに減らした。こ
のため惹き起された硫化鉛の酸化鉛への強い酸化
によつて溶融液の温度は965℃に上昇した。得ら
れた鉛が含む硫黄成分は0.27%に減少した。なお
上記鉛の量は、ペレツト中にある鉛の30%に過ぎ
なかつた。上記金属鉛中のSn、Bi、SbおよびAs
は次の通りである。
【表】
従つて鉛の硫黄成分0.27%と対応する値に溶融
液の酸化ポテンシヤルを上昇させることによつ
て、Biを除く金属の割合には明らかに大した変
化が生じなかつた。しかしながら第1例と比較す
ると、鉛相中のBiは1.5倍多くなる。 第3例 この例では第2例と同じ条件下で、ペレツトの
量は更に約0.1t/h減らし、1.9t/hとした。この場
合、溶融液の温度が985℃に高まつたが、鉛相は
なお0.18%の硫黄を含むに過ぎなかつた。得られ
た鉛の量はペレツト中にある鉛の10%と一致し
た。この鉛中のSn、Bi、SbおよびAsの割合は次
の通りである。
液の酸化ポテンシヤルを上昇させることによつ
て、Biを除く金属の割合には明らかに大した変
化が生じなかつた。しかしながら第1例と比較す
ると、鉛相中のBiは1.5倍多くなる。 第3例 この例では第2例と同じ条件下で、ペレツトの
量は更に約0.1t/h減らし、1.9t/hとした。この場
合、溶融液の温度が985℃に高まつたが、鉛相は
なお0.18%の硫黄を含むに過ぎなかつた。得られ
た鉛の量はペレツト中にある鉛の10%と一致し
た。この鉛中のSn、Bi、SbおよびAsの割合は次
の通りである。
【表】
従つて鉛の硫黄成分0.18%と対応する値に溶融
液の酸化ポテンシヤルを上昇させることによつ
て、Biを除く金属の割合には再び明らかに大し
た変化が生じなかつた。しかも鉛相内Biの量が
第1例の値約11%に比較して低下したのにもかか
わらず、4倍を超える量が含有された。 第4例 この例では、ペレツト中にあるBiの僅か2.3%
とAs、SbおよびSnの大部分を含む第1例のスラ
グが還元処理される。そしてスラグ相下方の鉛
は、このスラグが反応装置内に留まる間に、反応
装置の床高さに設けられた取出し口を経て取り出
される。なおノズルは、微粉炭インジエクタで置
き換えられる。 その後スラグ温度が漸次上昇し、1150℃になる
までバーナーがたかれる。同時に、微粉炭と、そ
の移送用ガスとの混合がスラグ相に吹込まれる。 このようにして横に長い反応装置でのみ可能で
あり空間的に分離された酸化と還元、しかも同時
的に起きる酸化と還元が、同じ空間内でしかも時
間的に異なる酸化と還元によつてシミユレートさ
れた。 次の溶融液が得られた。 金属鉛の含有成分:
液の酸化ポテンシヤルを上昇させることによつ
て、Biを除く金属の割合には再び明らかに大し
た変化が生じなかつた。しかも鉛相内Biの量が
第1例の値約11%に比較して低下したのにもかか
わらず、4倍を超える量が含有された。 第4例 この例では、ペレツト中にあるBiの僅か2.3%
とAs、SbおよびSnの大部分を含む第1例のスラ
グが還元処理される。そしてスラグ相下方の鉛
は、このスラグが反応装置内に留まる間に、反応
装置の床高さに設けられた取出し口を経て取り出
される。なおノズルは、微粉炭インジエクタで置
き換えられる。 その後スラグ温度が漸次上昇し、1150℃になる
までバーナーがたかれる。同時に、微粉炭と、そ
の移送用ガスとの混合がスラグ相に吹込まれる。 このようにして横に長い反応装置でのみ可能で
あり空間的に分離された酸化と還元、しかも同時
的に起きる酸化と還元が、同じ空間内でしかも時
間的に異なる酸化と還元によつてシミユレートさ
れた。 次の溶融液が得られた。 金属鉛の含有成分:
【表】
スラグの含有成分:
【表】
かくしてペレツト中に含まれるBiの極く僅か
な量とSn、SbおよびAsの主な量が、第2次の排
出鉛中に集められたことがわかる。 第5例 この例では、鉛プアな濃縮体が煤塵および添加
物と共にペレツト化された。このペレツトは次の
成分を有する。
な量とSn、SbおよびAsの主な量が、第2次の排
出鉛中に集められたことがわかる。 第5例 この例では、鉛プアな濃縮体が煤塵および添加
物と共にペレツト化された。このペレツトは次の
成分を有する。
【表】
上記素材の部分的酸化に際し、鉛相の硫黄成分
の1.6%と対応する酸化ポテンシヤルが厳守され
たときにのみ、金属鉛が生成される。 さらに又、ペレツト内に含まれるBi成分の91
%が鉛相中に集められる。なおこの鉛相中におけ
るBi成分は、0.26%となる。またこの鉛相と同一
重量のスラグは、23.9%のPb成分と、0.002%の
Bi成分とを示した。 この発明の特徴は、単一の段階で行われる鉛の
製練法の場合に、ビスマスの大部分が最初の取出
しで簡単に取り出され、しかも第1次の排出鉛の
比較的僅かな量中に集めることができるというこ
とである。
の1.6%と対応する酸化ポテンシヤルが厳守され
たときにのみ、金属鉛が生成される。 さらに又、ペレツト内に含まれるBi成分の91
%が鉛相中に集められる。なおこの鉛相中におけ
るBi成分は、0.26%となる。またこの鉛相と同一
重量のスラグは、23.9%のPb成分と、0.002%の
Bi成分とを示した。 この発明の特徴は、単一の段階で行われる鉛の
製練法の場合に、ビスマスの大部分が最初の取出
しで簡単に取り出され、しかも第1次の排出鉛の
比較的僅かな量中に集めることができるというこ
とである。
第1図および第2図は、この発明の方法を横長
の反応装置について適用した実施例を示すもの
で、第1はスラグ相と鉛相とが対向して流れかつ
第2次の排出鉛が堰前で取り出される同上反応装
置の概略的縦断面図、第2図は第2次の排出鉛が
還元領域の端壁で取り出される同上反応装置の概
略的縦断面図である。 なお図面に用いられた符号において、1……鉛
素材、2……融解領域、3……スラグ相、5……
鉛相、6……第1次の排出鉛、7……堰、8……
還元領域、10……第2次の排出鉛である。
の反応装置について適用した実施例を示すもの
で、第1はスラグ相と鉛相とが対向して流れかつ
第2次の排出鉛が堰前で取り出される同上反応装
置の概略的縦断面図、第2図は第2次の排出鉛が
還元領域の端壁で取り出される同上反応装置の概
略的縦断面図である。 なお図面に用いられた符号において、1……鉛
素材、2……融解領域、3……スラグ相、5……
鉛相、6……第1次の排出鉛、7……堰、8……
還元領域、10……第2次の排出鉛である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 1 スラグ相と鉛相とから成る溶融液を収容した
横長の反応装置の一端部側の融解領域でスラグと
金属鉛とが生じるような酸化ポテンシヤルの下で
鉛素材が上記溶融液中へ装入されると共に、 上記反応装置の他端部側の還元領域内で還元す
る物質が上記スラグ相内に取り込まれて、 鉛含有量の少ないスラグと金属鉛とが上記各相
からそれぞれ取り出されるように構成した硫黄を
含む鉛素材から金属鉛を直接的かつ連続的に製練
する方法において、 上記融解領域内の溶融液の酸化ポテンシヤルは
上記鉛相の硫黄成分が0.05〜2重量%となるよう
に調節されると共に、 上記融解領域内に生じるBiリツチな第1次の
排出鉛と、上記還元領域内に生じるBiプアな第
2次の排出鉛とがそれぞれ分離して取り出される
ことを特徴とする硫黄を含む鉛素材から金属鉛を
製練する方法。 2 55重量%を超える鉛を含む上記鉛素材の装入
に際して上記融解領域内の鉛相の硫黄成分が0.1
〜0.4重量%の範囲に調節されることを特徴とす
る請求項1記載の方法。 3 55重量%から40重量%の範囲の鉛を含む上記
鉛素材の装入に際して上記融解領域内の鉛相の硫
黄成分が0.3〜1.0重量%の範囲に調節されること
を特徴とする請求項1記載の方法。 4 40重量%を超えない鉛を含む上記鉛素材の装
入に際して上記融解領域内の鉛相の硫黄成分が
0.8〜2.0重量%の範囲に調節されることを特徴と
する請求項1記載の方法。 5 上記スラグ相と上記鉛相とは上記反応装置内
で互いに逆向きに流れて、上記第1次の排出鉛は
上記融解領域を仕切る上記反応装置の前面端から
取り出されると共に、 上記第2次の排出鉛は上記融解領域の他端で上
記反応装置の床部に設けられかつ上記スラグ相に
達する堰の背後から取り出されることを特徴とす
る請求項1、2、3又は4記載の方法。 6 上記第1次の排出鉛の取り出し口前に上記鉛
素材が装入されずかつ硫黄が酸化によつて鉛から
除去される溶融液領域を設けたことを特徴とする
請求項1、2、3、4又は5記載の方法。
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DE19803029682 DE3029682A1 (de) | 1980-08-06 | 1980-08-06 | Verfahren zum kontinuierlichen direkten schmelzen von metallischem blei aus sulfidischen bleikonzentraten |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS5757848A JPS5757848A (en) | 1982-04-07 |
| JPH0158258B2 true JPH0158258B2 (ja) | 1989-12-11 |
Family
ID=6108956
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP56123562A Granted JPS5757848A (en) | 1980-08-06 | 1981-08-06 | Refining of metal lead from lead and sulfur containig substance |
Country Status (20)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4376649A (ja) |
| EP (1) | EP0045531B1 (ja) |
| JP (1) | JPS5757848A (ja) |
| KR (1) | KR860000831B1 (ja) |
| AR (1) | AR228272A1 (ja) |
| AT (1) | ATE5901T1 (ja) |
| AU (1) | AU544413B2 (ja) |
| BR (1) | BR8105030A (ja) |
| CA (1) | CA1171288A (ja) |
| DE (2) | DE3029682A1 (ja) |
| ES (1) | ES8203977A1 (ja) |
| FI (1) | FI70730C (ja) |
| IN (1) | IN154428B (ja) |
| MA (1) | MA19236A1 (ja) |
| MX (1) | MX155929A (ja) |
| PH (1) | PH17206A (ja) |
| PL (1) | PL232495A2 (ja) |
| YU (1) | YU42020B (ja) |
| ZA (1) | ZA813227B (ja) |
| ZM (1) | ZM6981A1 (ja) |
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|---|---|---|---|---|
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| US6264884B1 (en) * | 1999-09-03 | 2001-07-24 | Ati Properties, Inc. | Purification hearth |
| US8211207B2 (en) * | 2006-12-05 | 2012-07-03 | Stannum Group LLC | Process for refining lead bullion |
| US8105416B1 (en) | 2010-05-05 | 2012-01-31 | Stannum Group LLC | Method for reclaiming lead |
| US11150021B2 (en) | 2011-04-07 | 2021-10-19 | Ati Properties Llc | Systems and methods for casting metallic materials |
| US9050650B2 (en) | 2013-02-05 | 2015-06-09 | Ati Properties, Inc. | Tapered hearth |
Family Cites Families (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1809871A (en) * | 1928-12-31 | 1931-06-16 | Cerro De Pasco Copper Corp | Production of bismuth |
| US1870470A (en) * | 1930-06-04 | 1932-08-09 | Cerro De Pasco Copper Corp | Concentration of bismuth alloy |
| DE589738C (de) * | 1930-12-18 | 1933-12-13 | Berzelius Metallhuetten Ges M | Verfahren zur Gewinnung von Blei, Antimon oder Wismut |
| DE590505C (de) * | 1931-03-08 | 1934-01-08 | Berzelius Metallhuetten Ges M | Verfahren zur Gewinnung von Blei, Antimon oder Wismut |
| US2797158A (en) * | 1953-09-10 | 1957-06-25 | Metallgesellschaft Ag | Process for producing lead from lead sulfide containing materials |
| CA893624A (en) * | 1969-10-27 | 1972-02-22 | Noranda Mines Limited | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead |
| US3941587A (en) * | 1973-05-03 | 1976-03-02 | Q-S Oxygen Processes, Inc. | Metallurgical process using oxygen |
| LU75732A1 (ja) * | 1976-09-06 | 1978-04-27 | ||
| DE2807964A1 (de) * | 1978-02-24 | 1979-08-30 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur kontinuierlichen konvertierung von ne-metallsulfidkonzentraten |
| US4294433A (en) * | 1978-11-21 | 1981-10-13 | Vanjukov Andrei V | Pyrometallurgical method and furnace for processing heavy nonferrous metal raw materials |
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- 1980-08-06 DE DE19803029682 patent/DE3029682A1/de not_active Withdrawn
-
1981
- 1981-05-12 EP EP81200502A patent/EP0045531B1/de not_active Expired
- 1981-05-12 DE DE8181200502T patent/DE3161936D1/de not_active Expired
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